青海某难选铜矿石选铜工艺优化研究

丛 颖

(紫金矿业设计研究院，福建 上杭 364200)

青海某难选铜矿石选铜工艺优化研究

丛 颖

(紫金矿业设计研究院，福建 上杭 364200)

青海某高硫难选铜矿石由于生产现场铜矿物单体解离不充分，黄铁矿抑制效果不理想，以及未解离的铜硫连生体以中矿的形式反复循环，致使浮选过程不稳定、生产指标不理想。为改善生产指标，在现场流程考查明确了影响生产指标原因的基础上进行了选铜工艺优化实验室试验研究。结果表明，采用1粗3精3扫、精选1尾矿与扫选1精矿合并返回再磨、其余中矿顺序返回流程处理，在磨矿细度由-0.043 mm占75%提高至94%、精选硫抑制剂由石灰改为漂白粉+腐植酸钠、铜捕收剂由丁基黄药+MA改为Z-200的情况下，最终获得了铜品位为16.62%、铜回收率为80.75%的铜精矿，比现场铜精矿铜品位和铜回收率分别提高了2.05和0.54个百分点。新工艺方案对原工艺的改动很小，但生产指标改善明显，适合用于对原工艺进行优化改造。

高硫铜矿 选矿工艺优化 中矿再磨 选矿指标

青海某高硫铜矿石性质复杂，主要铜矿物黄铜矿次生氧化现象较明显，且与黄铁矿、磁铁矿共生关系密切，以细粒、微细粒为主，单体解离困难，属难选铜矿石，现场选铜生产指标一直不理想，严重制约着企业的发展和经济效益的提高。

为摆脱目前的生产状况，该矿山委托紫金矿冶设计研究院对现场生产流程进行考查，并立足现场流程，通过实验室试验探寻合适的选铜工艺优化方案。

1 矿石性质

矿石中主要矿物为黄铁矿、磁铁矿、黄铜矿，黄铁矿占矿物总量的60%左右。矿石中的黄铜矿以规则粒状、刺粒状、网脉状、断续网脉状、丝线状沿黄铁矿粒间分布，或呈不规则粒状与黄铁矿、磁铁矿共生，少量的黄铜矿以较粗粒分布在脉石矿物粒间，部分被次生铜矿物铜蓝沿其边缘向里交代，局部铜蓝呈黄铜矿的假象存在；黄铁矿与黄铜矿、磁铁矿关系最为密切，常见其沿黄铜矿边缘向里交代黄铜矿，有时也呈黄铜矿假象，常呈薄膜状、包壳状包裹黄铜矿。矿石主要化学成分分析结果见表1，铜物相分析结果见表2，黄铜矿的嵌布粒度见表3。

表1 矿石主要化学成分分析结果

Table 1 Main chemical analysis resultsof the ore %

注：Ag的含量单位为g/t。

表2 矿石铜物相分析结果

Table 2 Copper phase analysis resultsof the ore %

表3 黄铜矿嵌布粒度分析结果Table 3 Dissemination size analysis results of chalcopyrite

从表1可见，矿石中有回收价值的元素为铜、铁、硫。

从表2可见，矿石中的铜主要为原生硫化铜，占总铜的81.82%，次生硫化铜占总铜的15.15%。

从表3可见，矿石中粒度大于0.08 mm的黄铜矿仅占35.10%，小于0.02 mm的占25.40%，表明黄铜矿以微细粒嵌布为主。

2 现场选铜工艺流程及生产指标

现场选铜工艺流程见图1，生产指标见表4。

图1 现场选铜工艺流程Fig.1 Flow-sheet of on-site process表4 现场选铜生产指标

Table 4 The on-site production indexes %

现场工艺流程考查表明，选铜生产指标不理想的主要原因有：①铜矿物单体解离不充分，既影响铜矿物的充分回收，也影响精矿铜品位；②黄铁矿抑制效果不理想，铜精矿中含有一定量的单体黄铁矿；③未解离的铜硫连生体以中矿的形式反复循环，致使循环负荷过重，恶化浮选过程。因此，选铜工艺优化将从解决这些问题入手。

3 试验结果与讨论

3.1 铜粗选条件试验

铜粗选条件试验采用1次粗选流程。

3.1.1 Z-200用量试验

对铜矿物常用捕收剂丁基黄药、丁铵黑药、Z-200、MA、SN-9#、丁基黄药+Z-200、丁基黄药+MA等[1-2]的浮选效果比较后得出，Z-200对铜矿物的选择性捕收效果较好，因此，试验选用Z-200为选铜捕收剂。Z-200用量试验的磨矿细度为-0.043 mm占85%，石灰用量为2 000 g/t，2#油为14 g/t，试验结果见图2。

图2 Z-200用量试验结果Fig.2 Test results on dosage of collector Z-200■—品位；▲—回收率

从图2可见，随着Z-200用量的增大，铜粗精矿铜品位下降、铜回收率上升。综合考虑，确定铜粗选Z-200用量为30 g/t。

3.1.2 石灰用量试验

石灰既是黄铁矿的良好抑制剂，同时也是铜硫分离的矿浆pH调整剂[3]。石灰用量试验试验的磨矿细度为-0.043 mm占85%，Z-200用量为30 g/t，2#油为14 g/t，试验结果见图3。

从图3可见，随着石灰用量的增大，铜粗精矿铜品位上升、铜回收率先显著上升后小幅下降。综合考虑，确定石灰用量为3 000 g/t。

图3 石灰用量试验结果Fig.3 Test results on dosage of lime■—品位；▲—回收率

3.1.3 磨矿细度试验

从现场流程考察结果看，造成选矿指标不理想和浮选过程稳定性下降的主要原因在于铜硫矿物单体解离不够充分。因此，进行磨矿细度研究十分重要。磨矿细度试验的石灰用量为3 000 g/t，Z-200用量为30 g/t，2#油为14 g/t，试验结果见图4。

图4 磨矿细度试验结果Fig.4 Test results at different grinding fineness■—品位；▲—回收率

从图4可知，随着磨矿细度的提高，铜粗精矿品位下降、铜回收率上升。综合考虑。确定磨矿细度为-0.043 mm占94%。

3.2 铜精选抑制剂漂白粉+腐植酸钠用量试验

现场铜精矿中含有相当数量的黄铁矿单体，这表明，就该矿石而言，石灰难以低耗、高效地抑制黄铁矿，过量使用石灰又会造成矿浆发黏，影响分选效果。因此，要在低碱度下有效提高铜精矿铜品位，就必须选用新型、高效的黄铁矿抑制剂。漂白粉、腐植酸钠、次氯酸钠、漂白粉+腐植酸钠、次氯酸钠+腐植酸钠[4-7]的抑制效果试验表明，漂白粉与腐植酸钠按质量比1∶1的联合抑制效果较好。因此，对漂白粉+腐植酸钠的用量进行了试验，试验流程见图5，试验结果见图6。

从图6可见，随着漂白粉+腐植酸钠用量的增大，铜精矿1铜品位上升、回收率下降。综合考虑，确定精选1漂白粉+腐植酸钠总用量为40 g/t，即漂白粉+腐植酸钠为20+20 g/t。

图5 铜精选抑制剂漂白粉+腐植酸钠用量试验流程Fig.5 Test flow-sheet on dosage of bleachingpowder and sodium humate

图6 漂白粉+腐植酸钠总用量试验结果Fig.6 Test results on total dosage of bleachingpowder and sodium humate■—品位；▲—回收率

3.3 开路流程试验

在条件试验基础上进行了如图7所示的开路流程试验，试验结果见表5。

图7 开路试验流程Fig.7 Open-circuit test flow-sheet表5 开路流程试验结果

Table 5 Results of open-circuit flow-sheet %

从表5可知，采用图7所示的流程处理该矿石，可获得铜品位为20.96%、回收率为46.79%的铜精矿，铜尾矿铜品位为0.21%、回收率为9.66%，表明开路浮选试验结果较理想，可在此流程的基础上进行闭路流程试验。

3.4 闭路流程试验

以条件试验和开路试验为基础，为了进一步提高闭路流程铜硫连生体的单体解离度，改善选铜指标，参照德兴铜矿和凤凰山铜矿等的应用实践[8-9]，将流程中的部分中矿返回再磨，形成图8所示的闭路试验流程，试验结果见表6。

图8 优化后的闭路试验流程Fig.8 Closed-circuit test flow-sheet after optimized表6 闭路试验结果

Table 6 Results of circuit-circuit flow-sheet %

从表6可知，采用图8所示的流程处理该矿石，最终可获得铜品位为16.62%、铜回收率为80.75%的铜精矿。

4 结 论

(1)青海某高硫铜矿石性质复杂，主要铜矿物黄铜矿次生氧化现象较明显，且与黄铁矿、磁铁矿共生关系密切，以细粒、微细粒为主，单体解离困难，属难选铜矿石。由于现场铜矿物单体解离不充分，黄铁矿抑制效果不理想，未解离的铜硫连生体以中矿的形式反复循环，致使浮选过程不稳定、生产指标不理想。

(2)工艺流程优化研究表明，采用1粗3精3扫、精选1尾矿与扫选1精矿合并返回再磨、其余中矿顺序返回流程处理，在磨矿细度由-0.043 mm占75%提高至94%、精选硫抑制剂由石灰改为漂白粉+腐植酸钠、铜捕收剂由丁基黄药+MA改为Z-200的情况下，最终获得了铜品位为16.62%、铜回收率为80.75%的铜精矿，比现场精矿铜品位和铜回收率分别提高了2.05和0.54个百分点。

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(责任编辑 罗主平)

Optimization of Copper Beneficiation Process for a Refractory Copper Ore in Qinghai

Cong Ying

(ZjjinDesignResearchInstituteofMiningandMetallurgy，Shanghang364200，China)

Because of inadequate liberation degree of monomer copper mineral，poor inhibition effect of pyrite，and undissociated copper-sulfur mineral combination cycle repeatedly in the form of middlings，result in instability process of floatation process and production index is not ideal.In order to improve the production index，on the basis of on-site process investigation to find the reasons that affecting production index，copper separation optimization on laboralory scale research was conducted.The results show that by using one roughing-three cleaning-three scavenging，one concentrate tailings and one scavenging concentrate are mixed and returned to regrinding after combining and other middlings are returned in order，grinding fineness increased from -0.043 mm account 75% to 94%，bleaching powder and sodium humate replace lime as inhibitor for pyrite in copper concentrating，Z-200 replaces butyl-xanthate as copper collector.Copper concentrate with Cu grade of 16.62% and Cu recovery of 80.75% was obtained，Cu grade and Cu recovery is increased by 2.05 and 0.54 percentage points respectively in comparison with the production field index.The new process is changed a little from the original on-site process，but the production index is improved significantly，so it is applicable to optimize for the original process.

High-sulfur refractory copper ore，Beneficiation process optimization，Middlings regrinding，Beneficiation index

2015-07-18

丛 颖(1988—)，女，助理工程师，硕士。

TD923+.7

A

1001-1250(2015)-11-074-04